740水平采煤规程.doc

新疆阜康市六运煤矿
采煤工作面作业规程
编号:C0801号

工作面名称： 首采工作面（+740水平）
编 制 人： 韩国强
矿 长： 张生军
施工负责人： 采煤队
总 工 程 师： 岳运良
批 准 日 期: 2008 年 12月 日
执 行 日 期: 2008 年 12月 日

审批意见表
审批程序
审批意见
审批人
日期

审

核
矿长

安全副矿长

生产副矿长

安全生产办公室

调度室

安全生产技术办公室

批准

负责人

作业规程学习和考试记录

负责人： 传达人： 班次：
贯彻时间
参 加 人 员
参 加 人 员
年
月
日
姓 名
工种
成绩
签 字
姓 名
工种
成绩
签 字

班次
应到人员
实到人员
缺席人员
缺席人员姓名
早班

中班

夜班

目 录
前言
第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系
第二节 煤层
第三节 煤层顶底板
第四节 地质构造
第五节 水文地质
第六节 影响回采的其它因素
第七节 储量及服务年限
第二章 采煤方法
第一节 巷道布置
第二节 采煤工艺
第三节 设备配置
第三章 顶板控制
第一节 支护设计
第二节 工作面顶板控制
第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制
第四节 矿压观测
第四章 生产系统
第一节 运输
第二节 “一通三防”与安全监控
第三节 排水
第四节 供电
第五节 通讯照明
第五章 劳动组织和主要经济技术指标
第一节 劳动组织
第二节 作业循环
第三节 主要技术经济指标
第六章煤质管理
第一节描述煤质指标
第二节叙述提高煤质的措施
第七章 安全技术措施
第一节 一般规定
第二节 顶板
第三节 防治水
第四节 爆破
第五节 “一通三防”与安全监控
第六节 运输
第七节 机电
第八节 其它
第八章 灾害应急措施及避灾路线

前 言
新疆阜康市六运煤矿位于阜康市东南15Km处的煤圈沟内。行政区划阜康市三工河哈萨克民族乡管辖。煤矿西北距阜康市15Km，吐—乌—大高等级公路11Km，天池公路在矿区西约1Km处通过，矿区内外交通方便。
井田中心地理坐标：东经88°05′05″，北纬44°04′26″。 井田东西走向长1.7Km、南北宽0.31Km，面积0.52Km2。
该矿井属新疆煤炭工业“十五”规划矿井，规划年生产能力9万吨。 2005年11月开始改扩建，2008年12月完成矿井“三类工程”。矿井目前处于联合试运转阶段。矿井设计生产能力90Kt/年，立井单水平石门开拓，矿井划分为一个采区，采区+674m水平以上为单翼开采，+674m以下为双翼开采。采煤方法为走向短壁水平分段放顶煤轻型液压支架炮采采煤法。矿井通风方式为中央并列式，通风方法为机械抽出式。
本《采煤作业规程》属矿井改扩建首采区首采45-2号煤层采区东翼+740m区段采煤工作面作业规程。规程依据下列内容编制：
1、新疆阜康市六运煤矿（90kt/a）改扩建初步设计。
2、新疆阜康市六运煤矿（90kt/a）改扩建初步设计安全专篇。
3、新疆阜康市六运煤矿（90kt/a）改扩建初步设计变更。
4、新疆阜康市六运煤矿矿（90kt/a）改扩建初步设计安全专篇变更。
5、新疆阜康市六运煤矿采煤方法改造设计。
6、新疆地矿局第九地质大队提供的《新疆阜康市六运煤矿生产地质报告》及《新疆阜康市六运煤矿补充生产地质报告》。
7、矿井以往开采地质测量资料。
8、《安全生产法》、《矿山安全法》、《煤炭法》、《煤矿安全监察条例》、《煤矿安全规程》等相关安全法规。
9、《煤矿采掘作业规程编制指南》（煤炭工业出版社出版）

第一章 概况
第一节 工作面位置及井上下关系
表1工作面位置及井上下关系表
水平名称
＋740m水平
采区名称
首采区东翼首采工作面
地面标高
＋878m～＋920m
井下标高
+740m—+750m
地面的相
对位置
采煤工作面（第一区段）地面位于矿井井筒、工业广场保安煤柱东翼，直到井田东翼边界保安煤柱。上部+756m水平以上已由老井采完，下部+740m以下为东翼第二区段准备工作面，该工作面目前尚未准备。计划在第一区段投产后开始准备。

回采对地面设施的影响
采煤工作面回采期间对地面建筑、生产生活设施无影响。
井下位置及相邻关系
采煤工面东侧为井田保安煤柱井田、保安煤柱留设20m；西为井筒、工业广场保安煤柱、保安煤柱留设110m；南为煤层底板也为井田边界；北为45－1煤层底板。+756米水平以上属老井采空区。

走向长度(m)
270（m）可采160m
倾斜长度(m)
10
面积(m2)
1600
第二节 煤 层
矿井含煤地层为中侏罗统西山窑组(J2X),属河流-湖泽相沉积,主采煤层编号45-2号煤层,最小厚度为14.2m,最大厚度为28.8m,平均厚度为20.2m左右；煤层沿走向由西向东有变薄的趋势,沿倾斜方向由浅入深,由厚变薄。为北倾单斜构造,属结构简单煤层,倾角一般在76°-81°之间,含0-1层夹矸,从回采巷道掘进过程中观察煤层层理清晰,部分地段节理发育,煤层顶、底板均有3-5米的伪顶、底,主要为煤线,炭质泥岩和粉砂泥岩互层,顶板为泥岩、粉砂岩,底板为粉
砂岩、泥质粉砂岩,属中等偏弱型顶板。
矿井处于CO2-N2带中,位于瓦斯逸散正常区,上水平正常生产期间检测结果回风量为CHamx=0.03%左右。2006年瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量鉴定报告结果，矿井相对瓦斯涌出量1.29m3/t相对二氧化碳涌出量3.19m3/t，绝对瓦斯涌出量0.21m3/min；绝对二氧化碳涌出量0.52m3/min,矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。
煤尘具有爆炸性,爆炸火焰大于400,需岩粉量45-85%。
煤层具有自燃发火性,自燃发火期一般为55天。
表2 45-2号煤层情况表
煤层厚度(m)
14．2-28.8
煤层硬度（f）
1.5－2
煤层倾角（度）
760－810
开采煤层
45-2号
煤 种
31号不粘煤
稳定程度
中等稳定
煤层情
况描述
矿井含煤地层为中侏罗统西山窑组(J2X),属河流-湖泽相沉积,主采煤层编号45-2号煤层,最小厚度为14.2m,最大厚度为28.8m,平均厚度为20.2m左右；煤层沿走向由西向东有变薄的趋势,沿倾斜方向由浅入深,由厚变薄。为北倾单斜构造,属结构简单煤层,倾角一般在76°-81°之间,含0-1层夹矸,从回采巷道掘进过程中观察煤层层理清晰,部分地段节理发育,煤层顶、底板均有3-5米的伪顶、底,主要为煤线,炭质泥岩和粉砂泥岩互层,顶板为泥岩、粉砂岩,底板为粉
砂岩、泥质粉砂岩,属中等偏弱型顶板。

第三节 煤层顶底板
表3煤层顶底板情况一览表
顶底板名称
岩石类别
厚度m
岩性
顶板
基本顶
细砂岩
10
为灰－灰黄、灰白色、砂状结构，中厚－厚层状、胶结物多为钙质。
直接顶
粉砂岩
2
灰色粉砂状结构，薄－中厚层状结构，钙泥质胶结，较松散。
伪顶
煤线、碳质泥岩和粉砂岩组成
0～5
煤线及黑色碳质泥岩互层，中间夹少量粉砂岩

底板
伪底
煤线、碳质泥岩和粉砂岩组成
0～3
煤线及黑色碳质泥岩互层，中间夹少量粉砂岩
直接底
泥质粉砂岩
1
灰色粉砂状结构，钙泥质胶结，较松散。
基本底
粉砂岩
8
灰色粉砂状结构，薄－中厚层状结构，钙泥质胶结，较松散。

附图1：工作面地层综合柱状图
第四节 地质构造
首采工作面布置在45－2号煤层采区东翼+740m水平，45－2号煤层总体为向北倾的单斜构造，倾角在76°-81°之间。从采煤工作面运输、回风顺槽、开切眼掘进过程中地质编录分析，可以确定工作面回采过程中无断层等构造存在。
由于首采面选用的采煤方法为水平分段放顶煤开采，应严格控制采放比不大于1︰3 的安全技术规范，防止+756m水平以上采空区内水、火、瓦斯等因素影响回采安全生产。
附图2: 工作面运输顺槽、轨道顺槽、采面切眼素描图。
第五节 水文地质
本采煤工作面煤层赋存形态简单、，矿区地面无长年地表水，蒸发量大于降水量，矿床顶底板岩层含水层透水性差富水性弱，井田水文地质条件简单。但在以往+756m水平东翼开采过程中,曾受到过火烧区水的威胁，煤质成火烤状，煤层裂隙增加，软化突水性增强；+756m水平采空区积水和烧变岩积水对采煤工作面有一定的影响。预计最大涌水量在4m3/h,最小涌水量为1m3/h。在采煤过程中发现有透水预兆时必须按照“有疑必探、先探后采”的原则，制定严格的探放水安全技术措施进行探放水。
第六节影响回采的其它因素
一、影响回采的其它地质情况（详见表4）
二、冲击地压和应力集中区
本矿井开采有史以来从未发生过冲击地压等动力现象。预计该工作面无冲击地压。
表4 影响回采的其它地质情况
瓦 斯
绝对瓦斯涌出量0.21m3/min
CO2
绝对二氧化碳涌出量0.52m3/min
煤尘爆炸指数

煤尘具有爆炸性,爆炸火焰大于400,需岩粉量45-85%。

煤的自燃倾向性
煤层具有自燃发火性,自燃发火期一般为55天。
地温危害
煤矿井田未发现地温异常现象，井田属正常地温去。
冲击地压危害
煤矿有史以来未发生过冲击地压现象。
第七节 储量及服务年限
一、储量
（一）工业储量
本工作面可采走向长度160m，工作面倾斜宽21m，采放高度9m,工作面煤炭容重为1.35T／m3，其工业储量约为45360T
（二）可采储量
依据工作面工业储量45360T,规定工作面采出率95%，则其可采储量为45360T×95%＝43092T
二、工作面服务年限
工作面的服务年限＝可采推进长度（160m）/月设计推进长度（34m）＝4.7月。
第二章 采煤方法
根据中煤国际工程集团武汉设计研究院提交的《新疆阜康市六运煤矿改扩建初步设计》、《新疆阜康市六运煤矿改扩建初步设计安全专篇》、《新疆阜康市六运煤矿改扩建初步设计变更》、《新疆阜康市六运煤矿改扩建初步设计安全专篇变更》和《新疆阜康市六运煤矿采煤方法改造设计》确定采煤方法为“水平分段轻型液压支架放顶煤炮采采煤法”，该采煤方法符合国家关于煤矿安全生产的政策、法规要求，并且具有安全性能良好、效率高、回采率高、资源损失少、便于生产管理，劳动条件好、材料消耗少、成本低等诸多优越性。是目前国内小煤矿大倾角、特厚煤层技术先进的首选采煤方法。
第一节 采区巷道布置
一、采区巷道布置：
首采采区开采上限为+750m,开采下限为+600m,采区走向长约990m,倾斜宽约160m,采区面积约1.6Km2。
该矿井煤层为急倾斜特厚煤层，因此设计区段间不留设隔离煤柱。
为了提高矿井效益，矿井首采面布置在首采区的45-2号煤层东翼+740m水平。由于本矿煤层属厚煤层，除局部巷道穿层破底外，采区巷道有条件均布置在煤层中。
工作面轨道顺槽(北巷)沿45-2号煤层顶板布置在煤层中，巷道总长270m，服务年限：12月，轨道顺槽断面形状为梯形，巷道毛断面 6.38m2、净断面 5.1 m2，支护形式采用矿用工字钢(11号)金属支架支护，支架间距1.2m 。工作面运输顺槽沿煤层底板布置在煤层中，巷道总长270m ，服务年限:12月，运输顺槽断面形状为梯形，巷道毛断面5.5m2、净断面4.3m2，支护形式采用矿用工字钢(11号)金属支架支护,支架间距1.2m 。设计采用水平分段放顶煤开采，每9米一个小区段，由上至下逐段回采。各分段与井底车场水平通过采区轨道斜巷及行人斜眼相联系。轨道斜巷布置在煤层中，倾角28度。
二、工作面运输系统：
1、煤炭运输系统：
工作面采出煤炭经工作面刮板运输机→运输顺槽刮板机→区段溜煤斜眼→+600m水平集中煤仓→+600m水平运输煤门装车→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
掘进工程煤运输流程如下：
掘进工程煤→装入1t矿车→区段溜煤斜眼→+600m水平集中煤仓→+600m水平运输煤门装车→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
2、辅助运输系统
顺槽以人力推车及JD-11.4调度绞车牵引相结合，矸石运输使用1t矿车，材料运输使用1t材料车，设备运输采用1t平板车。
辅助运输流程如下：
掘进矸石→装入1t矿车→+740m水平阶段煤门→轨道斜巷（采区上山）→+600m水平运输煤门→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
材料、设备→混合立井→600m水平井底车场→+600m水平运输煤门→轨道斜巷（采区上山）→+740m水平阶段石门→工作面回风顺槽→工作面。
三、排水系统：
回采工作面上、下顺槽及掘进工作面设水沟自行排水，对于低洼处积水地点配有污水泵排水。采区各车场均设有水沟排水。
采区内排水水流方向为：工作面流水经运输顺槽、回风顺槽水沟→+740m水平阶段煤门→轨道斜巷（采区上山）→+600m水平运输煤门→+600m水平井底车场→+600m水平井底水仓→水泵排水→混合立井（排水管路）→地面。
四、通风系统：
回采工作面采用全风压U型通风系统，设有各类通风设施保证通风效果，并且可以实行局部反风。掘进工作面配备局扇通风。通风路线如下：新鲜风流（地面）→混合立井→600m水平井底车场→+600m水平运输煤门→轨道斜巷（采区上山）→+740m水平阶段煤门→工作面运输（进风）顺槽→工作面；（工作面）乏风→工作面轨道（回风）顺槽→+740m水平回风煤门→回风立井→地面。
附图3：工作面位置及巷道布置图
第二节 采煤工艺
一、采煤工艺
（一）采煤方法
工作面采用走向短壁式水平分段炮采放顶煤采煤法，分段高度9m,其中开帮高度2.4m,放顶煤高度6.6m.两采一放，开帮深度0.7m,循环进度0.7m,一班一循环，两采一准，每日二循环。
（二）回采工艺
1、回采方向：工作面采用后退式回采，由采区边界向混合立井方向推进。
2、回采工艺流程：班前准备→打眼放炮→挂顶网→伸前探梁→攉煤→移支架→移溜（上述工艺共两次）→剪网→放顶煤→补网→清理工作面。
分述如下：
（1） 打眼放炮
工作面开帮高度2.4m，每班循环进度为0.7m，炮眼布置为二排三花眼，煤电钻采用1.0m长麻花钻杆，炮眼深度为0.8m。
（2） 铺网（挂顶网）
工作面正常开采时，分段作业，工作面爆破后先挂顶网后攉煤，金属网为菱形，宽度为1.35m,长度为10m,挂网前须将顶板修平，网长边平行于工作面，两片网错开长边对接，短边搭接，搭接宽度为5cm,联网采用长0.4m长的14号铁丝，对折后在连接处缠三圈后拧紧，每隔0.2m一个连接点，联网后的金属网应保留移架后在煤壁处余有0.2m宽的距离，以便下一循环的联网工作的衔接，网联好后，将支架前探梁伸出护好顶板，然后工人在掩护梁下工作。
（3） 出煤
工作面放完跑后，液压支架前探梁伸出，及时支护新裸露的顶板，然后将爆落的煤炭由人工攉入刮板运输机（前部溜子）运出工作面
（4）移支架
工作面放完跑后，液压支架前探梁伸出，及时支护新裸露的顶板。出煤后降架移架，一般降架高度以支架能探顶板移动为好，液压支架的工作高度要控制在2.2m范围内。移架时工作面拉线，支架要成直线。在移架过程中，可随时利用侧推千斤顶和调架千斤顶，进行调架和扶架。
（5）放顶煤
放顶步距采用两采采一放（1.4m）。放煤方式为多轮顺序放煤，由煤层底板侧开始，逐架向顶板进行。放煤时要求做到少量、均匀、多轮循回反复进行。有时因放煤不均匀或煤层本身因素造成提前见矸时，也可隔架放顶煤，以达到使顶煤均匀下沉，防止一点突破放煤，造成提前见矸。待顶煤放完后立即用掩护梁千斤顶收缩掩护梁，以防露矸。当在矿山压力作用下工作面顶煤不能顺利冒落时，工作面配有煤矿安全钻机，应采用打深孔放松动炮，强行使顶煤破碎后再放出，炮眼深度、倾角及间距应根据生产过程中煤层的实际情况确定。
（5）移溜
放完顶煤后，将刮板机前移。
上述打眼放炮、铺网、出煤、移支架、移溜工作每天循环二次。移架的同时，要随时调整支架间距，保持支架、柱腿成一条直线，移支架工作应分段进行。
3、工作面及采区回采率
矿井首采煤层45-2号属特厚煤层，采区回采率为75%。
工作面采用水平分段放顶煤回采，开帮回采率95%，放顶煤回采率约70% 。
4、工作面循环数、进度及放顶煤高度
矿井以一个工作面确保生产能力，两采一放为一循环，循环进度1.4m，一班一循环，二班生产，一班准备（检修），日循环为二个，日进度2.8 m。年工作日330天，正规循环率70%，则年进度647 m。
工作面区段垂高9m，开帮高度2.4m，放顶煤高度6.6m，采放比为1：2.8 ，年生产能力9万吨。
5、工作面产量
首采工作面布置在45-2号煤层的东侧第一区段，工作面煤层平均厚度约21 m，工作面长度约16 m。工作面开帮高度2.4m，放顶煤垂高6.6m，煤的容重为1.35t/m3,工作面日进度2.8m，则工作面日产量为：
Q＝L×G×r×(h1×c1＋h2×c2)
式中：Q——日产量， 吨；
L——工作面长度，16米；
G——日进度， 2.8米；
R——煤的容重，1.35吨/立方米；
h1——工作面开帮高度，2.4米；
c1——开帮回采率，取95%；
h2——放顶煤高度，6.6米；
c2——放顶煤回采率，取70%；
Q＝16×2.8×1.35×(2.4×0.95＋6.6×0.7)＝417吨
年工作日为330天，正规循环率70%，则回采工作面年产量为417×330×0.7＝96327万吨。
6、投产时主要材料消耗指标
（1）炸药：230Kg/Kt；（2）雷管：600发/ Kt ；（3） 乳化液：40Kg/Kt；（4）金属网100m2/ Kt.
二、采区巷道掘进
为了保障回采工作面的正常接替，矿井投产时，设计配煤、岩巷掘进工作面各一个，即矿井形成“两掘一采”的生产格局。
煤巷掘进面的主要设备有：煤电钻、耙斗装岩机、调度绞车、局扇、探水钻机、污水泵等。
岩巷掘进工作面的主要设备有：风动凿岩机、耙斗装岩机、局扇、锚杆打眼机、混凝土搅拌机、混凝土喷射机、探水钻机、污水泵等。
第三节 设备配置
表5工作面主要机械配备表
序号
设备器材名称
型号及规格
单位
数量
备注
1
轻放支架
ZFZ2000/17/24（A）
架
12
工作面支护
2
乳化液泵站
WRB125/320
套
1
两泵一箱
3
单体液压支柱
DZ22-30/100
根
160
端头及超前支护
4
∏型金属顶梁
L＝4.8m
根
20
端头支护
5
∏型金属顶梁
L＝2.4m
根
50
超前支护
6
刮板运输机
SGB-620/40T
台
1
支架前部溜
7
刮板运输机
SGB-420/30
台
1
支架后部溜
8
刮板运输机
SGB-620/40T
台
3
运输顺槽
9
回柱绞车
JH-8
台
3

10
调度绞车
JD-8
台
6

11
煤电钻
MZS-12
台
8

12
岩石电钻
MS2-15
台
2

13
注液枪
DZ-Q1
把
10

14
发炮器
MFB-100
台
10

15
液压推溜器
YT-77A/1100
台
10

16

附图4：炮采工作面设备布置示意图。
第三章 顶板控制
第一节 支护设计
一、采煤工作面支架选择
根据选择的水平分段放顶煤炮采采煤方法，采煤工作面顶板支护选用ZF2000/17/24（A）型轻放支架。主要技术特征如下：
工作阻力： 2000KN；
初撑力： 1540KN；
重量： 5.89Kg;
支架长度： 4020mm;
支架宽度： 1100mm ;
支撑高度： 1.7m—2.4m ;
泵站压力： 31.5Mpa。
二、支架支护强度校核
回采工作面控顶距为2.58m .支架的支护强度按45-2号煤层放顶煤工作面实则统计法（该法按实测结果统计，以煤层厚度与岩石容重的乘积表示支架支护强度）计算，区段垂高为9.0m,开帮高度为2.4m，放顶煤高度为6.6m，采放比1：2.8，开帮进度0.7m，支架间距为1.25m。
计算支护强度如下：
P=K×n×M×r
=1.33×9.768×M-0.79×M×21.6
=280.6M0.21
=280.6×9.00.21
=445.1KN/m2
式中：P—顶板单位面积压力，KN/m2
K—安全系数取1.33；
n—折算系数，据统计此折算系数在来压期间为9.768M-0.79；
M—45-2号煤层分段厚度，9.0 m；
R—上覆岩层容重， 取21.6KN/m3
S=P架/（P×R×K）
=2000/(445.1×2.58×1.1)
=1.58m＞1.25m
式中：S—支架最大支护宽度
P架—工作面支架工作阻力；
P——工作面顶板压力，445.1KN/m2;
R-----最大控顶距，2.58m；
K-----修正系数，取1.1
通过以上校核验算，所选支架满足采煤工作面支护要求。
三、 端头支护及超前支护
工作面端头采用4.8m长∏型钢梁配合DZ22-30/100型单体液压支柱支护，按照“四对八梁、一梁三柱”进行布置。
工作面超前支护，在运输、回风顺槽至工作面20m范围内采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合2.4m长∏型钢梁双排超前加强支护，按照“一梁二柱”，间距1m进行布置.
四、回采工作面顶板管理
工作面支护选用ZF2000/17/24（A）轻型放顶煤液压支架，采用全部跨落法管理顶板。
工作面端头采用4.8m长∏型钢梁配合DZ22-30/100型单体液压支柱支护，按照“四对八梁、一梁三柱”进行布置。
四、乳化液泵站
（一）泵站选型、数量
由工作面轻型支架工作原理可知，其达到初撑力所需泵站压力为31.5MPa,工作面移架方式为单架一次顺序式，支架立柱柱径为105mm.
因此，乳化液泵站选用MRB125/320型二台，“二泵两箱”配置。
（二）泵站安装位置
工作面泵站安装在采煤工作面运输（进风）顺槽靠近工作面侧约200m—270m处。
（三）泵站使用
按照MRB125/320型说明书具体操作使用。
第二节 工作面顶板管理
45-2号煤层顶板以粉砂岩、泥岩为主，底板以粉砂岩为主。矿井内组成煤层顶底板的岩层为层状结构，胶结物为钙泥质，其层间聚合力较差；按岩石形成的自身条件，砂岩类为中等硬质岩，粉砂岩及其他泥质类岩石为软质岩；按饱和单向抗压强度衡量，总体在29.42—59.30Mpa 间，岩石强度属中等坚硬岩；砂岩、粉砂岩的软化系数均低于0.75，矿井中又有地下水，岩石易风化；矿区的煤层顶、底板属稳定性较差的类别。
因此，采煤工作面采用全部冒落法管理顶板。当顶板较硬不易自然垮冒时，为了避免工作面受到初次来压及周期来压时的严重威胁，按照采煤方法设计采用“循环浅孔、步距深孔”爆破强制放落顶板的方法。其原理是：工作面推进时每循环采用浅孔爆破比较坚硬的直接顶，然后根据老顶来压的步距，在来压前向煤层顶板打两排深孔爆破放落顶板，孔深20—30m,炮眼和水平方向夹角为60—650，进行强制放顶。
第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制
一、工作面端头的顶板管理
工作面上、下端头采用4.8m长∏型钢梁配合DZ22-30/100型单体液压支柱支护，支护方式为“四对八梁、一梁三柱”。
二、工作面轨道（回风）、运输（进风）顺槽的顶板管理
工作面运输、轨道顺槽至工作面20m范围内采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合2.4m长∏型钢梁进行支护，支护方式为双排加强支护，一梁二柱，间距1m.
三、 工作面安全出口的管理
工作面安全出口一：即工作面运输顺槽；工作面安全出口二：即工作面回风顺槽。 以上两巷至工作面20m范围内采用DZ22-30/100型单体液压支柱配合2.4m长∏型钢梁进行支护，支护方式为双排加强支护，一梁二柱，间距1m.
四、支护材料的使用数量和存放管理
1、工作面所有支护材料，必须挂牌管理，并在两巷一定位置备有一定数量的单体支柱、∏型钢梁及原木等支护材料。
2、工作面所回收的材料必须当班升井交库，不得丢弃和在井下乱放。
3、严禁在顶板破碎、压力、大支护损坏或或巷道断面小影响通风行人等处堆放物料。
4、装卸、运输单体液压支柱时，应将柱筒内的乳化液放净，活柱收缩到位。
5、材料必须卸在指定地点，不许放在有水地方。若必须在水沟上卸料时，水沟上应横放牢固的木料或短钢轨，不得将材料扔在水沟里。
6、堆放材料场要保持整齐清洁；码放材料时按品种、规格、分类码放；料垛要下宽上窄，料垛的边缘距轨道不得少于0.5m.
7、工作面所有单体支柱必须编号管理，单体支柱使用8个月或工作面回撤、支柱漏夜及损坏时，必须升井检修、打压试验，未经检修、试验的单体支柱不得使用。
附图5：工作面、顺槽及端头支护示意图（平面、剖面图）。
第四节 矿压观测
实际生产过程中必须按照《煤矿安全规程》规定，对采煤工作面轻放支架（ZF2000/17/24（A）型）、工作面端头、超前单体液压支柱（DZ22-30/100型）的支护质量进行观测，必须采用人工观测和矿压监测系统（待设计）相结合的方法进行动态监测；对采煤工作面范围内巷道变形离层进行观测，并及时整理分析监测、观测数据、指标，掌控顶板活动规律，为采煤工作面安全生产提供科学技术支撑。严防顶板事故。
第四章 生产系统
第一节 运输系统
一、煤炭运输系统：
采煤工作面采出煤炭经工作面刮板运输机→运输顺槽刮板机→区段溜煤斜眼→+600m水平煤仓→+600m水平运输煤门装车→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
掘进工作面掘进工程煤运输流程如下：
掘进工程煤→装入1t矿车→区段溜煤斜眼→+600m水平煤仓→+600m水平运输煤门装车→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
二、辅助运输系统
顺槽以人力推车及JD-11.4调度绞车牵引相结合，，矸石运输使用1t矿车，材料运输使用1t材料车，设备运输采用1t平板车。
辅助运输流程如下：
掘进工作面掘进矸石→装入1t矿车→+740m水平区段煤门→轨道斜巷（采区上山）→+600m水平运输煤门→+600m水平井底车场→混合立井→地面。
材料、设备→混合立井→600m水平井底车场→+600m水平运输煤门→轨道斜巷（采区上山）→+740m水平区段煤门→工作面回风顺槽→工作面。
附图6：运输系统示意图。
第二节 “一通三防”与安全监控
该45-2号煤层首采面处于CO2-N2带中,位于瓦斯逸散正常区。据2006年瓦斯等级鉴定和二氧化碳涌出量鉴定结果，矿井相对瓦斯涌出量0.62m3/t；相对二氧化碳涌出量1.05m3/t，绝对瓦斯0.16m3/min；绝对二氧化碳涌出量0.27m3/min,矿井瓦斯等级为低瓦斯矿井。井下无瓦斯异常区。
根据地质报告对45-2号煤层所作的煤尘爆炸试验，其结果为：爆炸火焰大于400mm,需岩粉量30-75%,煤尘具有爆炸性.
根据地质报告对煤层所作的煤层自燃倾向试验结果，45-2号煤层属易自燃发火煤层,自燃发火期一般为55天。
根据地质报告分析，矿井无地温异常现象。
一、 通风方式与通风方法
矿井采用中央并列式通风方式、通风方法采用机械抽出式，主要扇风机选用FBCD-6-No13B型对旋式轴流风机两台。由混合立井进风、回风立井回风；45-2号煤层首采工作面利用矿井全负压通风，U型通风系统。
二、采煤工作面风量计算
因为矿井二氧化碳相对涌出量大于瓦斯相对涌出量，故采煤工作面应按二氧化碳涌出量、工作面温度、炸药用量、同时工作的最多人数分别计算，取其中最大值，并用风速验算。
1、按瓦斯(二氧化碳)涌出量计算:
Q采＝100×q采×K采
式中：Q采—采煤工作面实际需要风量， m3/min;
q采—采煤工作面co2绝对涌出量， m3/min;
根据瓦斯等级鉴定报告，矿井相对co2涌出量1.05m3/t，矿井日产量417t,则采煤工作面绝对co2涌出量为1.05×417/（24×60×1.5）＝0.203m3/min.
K采—采煤工作面co2涌出不均匀的备用系数，取2.0。
Q采＝100×0.203×2.0 ＝40.6m3/min＝0.677(m3/s)
2、按工作面温度计算
Q采 = 60×Vc×Sc×ki
式中 ： Vc—采煤工作面风速， 1.1m/s;
Sc—采煤工作面的平均有效断面积， 取5.42m2;
ki—工作面长度系数，取0.8。
Q采 = 60×1.1×5.42×0.8＝286 m3/min＝4.8 m3/s
3.按工作面每班工作最多人数计算实际需要风量：
Q采 ＝4×N
式中：N—工作面同时工作的最多人数，取20人；
4—每人每分钟应供给的最低风量，m3/min；
Q采 ＝4×20＝80 m3/min＝1.33 m3/s
4、按井下采煤工面同时放爆使用的最多炸药量计算风量：
Q采 ＝25A;
式中：A—一次爆破最大炸药量,取8Kg
Q采 ＝25×8＝200 m3/min＝3.3 m3/s
5、按风速进行验算:
15×Sc≤Qc≤240×Sc
式中：Sc—采煤工作面平均有效断面积，取5.42m2
Qc≥15×Sc＝15×5.42＝1.4(m3/s)
Qc≤240×Sc＝240×5.42＝21.7(m3/s)
根据以上计算，采煤工面需风量取Q采 ＝4.8 m3/s
实际配风量6m3/s，可以满足工作面需求。
三、矿井风量分配：矿井通风设计全矿井需风量为20 m3/s。其中：对采煤工作面配风量为6 m3/s，掘进工作面配风量2×4.5 m3/s（9 m3/s），采区绞车房配风量2 m3/s；行人斜井配风量1 m3/s；其它2 m3/s；
四、通风路线
新鲜风流（地面）→混合立井→600m水平井底车场→+600m水平运输煤门→轨道斜巷（采区上山）→+740m水平区段煤门→工作面运输顺槽→工作面；（工作面）乏风→工作面轨道顺槽→+740m水平区段回风煤门→回风立井→地面。
五、采煤工作面瓦斯防治
（一）瓦斯检查规定：
1、采煤工作面瓦斯检查地点设置在掌子面，工作面上隅角，进、回风顺槽运输机处，配电点，乳化液泵站等。
2、瓦斯检查员必须由取得《瓦斯检查员操作资格证》的合格人员担任，并严格按照本矿制定的瓦斯、二氧化碳和其他有害气体检查制度操作。
3、人工检查次数，工作面正常工作时，每班检查瓦斯、二氧化碳次数均不少于2次；停产时每班检查次数不少于1次。
4、瓦斯检查员必须严格执行瓦斯巡回检查制度、“一炮三检”制度和请示报告制度，并认真填写瓦斯检查班报。每次检查结果必须记入瓦斯检查班报手册和检查地点的记录牌上，并通知现场工作人员。检查结果必须实事求是，数据必须真实可靠，并严格做到瓦斯牌板、手册、台帐“三对口”。
5、加强采煤工作面通风系统的管理，严格按照采煤作业规程中设计的风量配风，采面进、回风每月测风不少于3次。
6、采煤工作面必须做到停工不停风。
7、处理回采工作面上隅角积存的瓦斯，一般用风障处理或采用局扇处理。
8、严禁携带烟火、电子产品等入井，不得穿化纤衣服入井，严格执行入井检身制度。
9、井下（采面）电气设备必须选用防爆设备，电缆接头要用接线盒连接，不准有鸡爪子，羊尾巴明接头等。
10、井下（采面）维修电气设备必须停电检修，认真执行机电设备停电送电瓦检制度。
11、严禁明火放炮，放明炮、放糊炮。
12、采面等用风点，瓦斯浓度一旦超过《规程》规定必须立即撤人并采取措施排放瓦斯。
（二）瓦斯监控
矿井的瓦斯安全监控系统必须覆盖首采工作面,对采煤工作面实现实时有效监控。监控系统保障运行良好，各种传感器按照《规程》及有关技术安全规范要求及时校验；采煤工作面必须实现“风、电、瓦斯闭锁”。（详见：《新疆阜康市六运煤矿矿井安全监控系统设计》）
六、采煤工作面综合防尘系统
（一）防尘管路系统
按照《新疆阜康市六运煤矿矿井综合防尘设计》要求，铺设安装防尘管路系统。防尘管路系统必须覆盖首采工作面运输、回风顺槽及煤炭运输、转载各环节。
（二）防尘措施
1、工作面必须应采取湿式打眼，使用水炮泥。
2、爆破前、后应对冲洗煤壁，爆破时应喷雾降尘，出煤是洒水灭尘。
3、运输、回风顺槽各设两道风流净化水幕，要求水幕雾化好且全断面覆盖巷道壁。
4、职工必须配戴防尘保护用品。
5、配备取得《防尘工安全操作资格证》、《测尘工安全操作资格证》专职防尘、测尘人员，测尘仪器，每10天对采煤工作面粉尘能度测量